程昶堯
(山西新元煤炭有限責任公司,山西 晉中 045400)
隨著煤炭資源開采強度的加大,礦井采掘銜接緊張的問題變得尤為突出。為縮短工作面的準備時間,部分礦井在本工作面回采期間即準備鄰近工作面回采巷道的掘進,這類巷道需經歷掘進開挖、鄰近工作面回采、本工作面回采多次強擾動影響,往往會表現(xiàn)出明顯的大變形特性。眾多學者[1-6]對迎采巷道的掘進時機及控制技術進行了研究,為該類巷道的安全高效掘進提供了重要保障,但是對于迎采巷道煤柱體內的應力演化規(guī)律及頂板破斷特征研究較少。因此,本文以目標礦9111進風巷的地質資料為背景,對迎采巷道區(qū)段煤柱體內的全時段應力演化規(guī)律進行研究,并提出針對性的支護優(yōu)化方案。
9111工作面設計采長300 m,可采推進長度1 950 m,煤層平均厚度3.5 m,平均傾角5°.煤層直接頂以砂質泥巖和泥巖為主,老頂為粉砂巖,直接底為細粒砂巖。為保證9111工作面的正常銜接,在9110工作面回采期間需著手準備9111進風巷的開掘,所以該巷道需經歷上區(qū)段9110工作面及本工作面的兩次強采動影響。
為深入分析9111進風巷原巖應力的分布規(guī)律,采用小孔徑水壓致裂法在巷道頂板區(qū)進行了應力場測試,最大水平主應力、最小水平主應力、垂直應力的實測值分別為10.04 MPa、5.62 MPa、15.79 MPa,巷道應力場類型為σv>σH>σh.由于該巷道內垂直應力占主要優(yōu)勢,所以容易導致巷道兩幫變形量較大,工作面平面位置關系及鉆孔布設見圖1.
圖1 工作面平面位置關系及鉆孔布設圖
為研究9111進風巷在復采動壓影響下,煤柱體內的應力演化規(guī)律,本文在目標巷道與9110工作面之間的區(qū)段煤柱內施工7個鉆孔并安裝鉆孔應力計,各鉆孔間隔5 m,鉆孔深度分別為3 m、5 m、8 m、15 m、20 m、25 m、30 m,為提高監(jiān)測的準確性,各鉆孔應力計的數(shù)據(jù)具備實時存儲功能。
根據(jù)研究巷道與9110工作面相對位置關系的不同可將其分為超前采動影響段、滯后采動影響段、穩(wěn)定段。圖中橫坐標正值區(qū)表示工作面未推進到鉆孔應力計布設區(qū),負值表示鉆孔應力計已進入工作面采空區(qū)。
由圖2可知,在超前采動段內除3 m、5 m兩個鉆孔應力計數(shù)值出現(xiàn)小幅遞增外,其余測點并未出現(xiàn)明顯變化。滯后影響段各測點的應力值開始明顯遞增,3 m鉆孔在9110工作面推過177 m后達到峰值應力,為6.9 MPa,之后一直穩(wěn)定在6.5 MPa,主要原因是在幫部錨桿、錨索支護體的聯(lián)合作用下,該段煤體內部形成了較為穩(wěn)定的承載結構單元。15~25 m鉆孔段在滯后工作面52~67 m時應力值呈小幅遞增,并在約200 m位置達到峰值,之后逐漸穩(wěn)定。30 m鉆孔在工作面推過其65 m后達到峰值應力,之后迅速回落至0 MPa,主要原因是采空區(qū)老頂沿側向產生大規(guī)模的回轉失穩(wěn)變形,造成該范圍內煤柱體塑性區(qū)發(fā)育并失去承載能力。
圖2 上區(qū)段工作面回采期間煤柱體內應力分布圖
由圖3可知,隨著工作面的不斷推進,峰值應力逐漸向煤柱體中部轉移,穩(wěn)定后的峰值應力出現(xiàn)在20 m鉆孔處,達11.9 MPa,最終巷道側向支撐壓力分布呈現(xiàn)出明顯的“單峰狀”。
圖3 監(jiān)測周期內各鉆孔穩(wěn)態(tài)應力值分布圖
由圖4可知,淺部鉆孔受9111工作面超前支承壓力的影響較大,隨著工作面與監(jiān)測區(qū)相對距離的減小,各鉆孔的應力值呈逐漸遞增的趨勢。5 m鉆孔在9111工作面回采期間應力值在2.6~3.5 MPa的低值區(qū)震蕩徘徊,主要原因是重復采動影響下該范圍內煤體塑性區(qū)發(fā)育明顯,煤柱體承載能力偏低。10~20 m鉆孔在9111工作面回采期間應力值始終比較平穩(wěn)(30 m鉆孔在上區(qū)段工作面回采過后已經失效,所以本次數(shù)據(jù)統(tǒng)計將其剔除)。在整個監(jiān)測周期內應力值最高的是20 m鉆孔。
圖4 本工作面回采期間煤柱體內應力分布圖
由圖5可知,各應力監(jiān)測鉆孔穩(wěn)定后煤柱體內側向支撐壓力呈明顯的“雙峰狀”,其中主峰值區(qū)出現(xiàn)在20 m鉆孔處,次峰值區(qū)出現(xiàn)在5 m鉆孔處,分別為9.8 MPa、15.1 MPa.主峰值區(qū)的應力隨著工作面的推進呈逐漸遞增的趨勢,穩(wěn)態(tài)應力值較超前工作面169 m的位置時,增加36.5%.
圖5 監(jiān)測周期內各鉆孔穩(wěn)態(tài)應力值分布圖
由于巷道開掘處地應力較高,并且需經受9110、9111工作面兩次采動影響,所以要求施工錨桿具有足夠的強度、延伸率以及抗沖擊特性?;诖?,選用由MG500鋼材制成的D22 mm×2 400 mm左旋無縱筋螺紋鋼錨桿,根據(jù)《煤礦巷道錨桿支護技術規(guī)范》(GB/T35056-2018),錨桿預緊力一般為錨桿屈服力的30%~60%,取95 kN(本次按錨桿桿體屈服載荷的50%進行設計),為提高支護體的協(xié)同承載能力,各錨桿間采用W型鋼帶進行連接。每兩排錨桿間施工3根D21.6 mm×8 200 mm高強度錨索進行補強支護,張拉千斤表顯壓力不低于250 kN.
因巷道與最大水平應力呈13.6°夾角,所以巷道兩幫采用非對稱補強支護設計,在原有全錨桿支護的基礎上,區(qū)段煤柱幫側施工3根1×19S結構D21.8 mm×4 200 mm補強錨索,實體煤柱幫側以“小三花”形式布置1×7S結構D17.8 mm×4 200 mm補強錨索,以有效改善煤柱幫側3~5 m段淺部煤巖結構體的力學特性,因幫部煤體承載能力較低,可錨性較差,將幫錨索張拉預緊設計為160 kN.
為準確反應支護體系優(yōu)化后巷道圍巖的應力演化規(guī)律,通過在錨桿、錨索末端裝設電子應力計,對重復采動影響期間支護結構體的受力響應特征進行系統(tǒng)研究。
由圖6可知,錨桿應力變化較大的分界點出現(xiàn)在9110工作面推過監(jiān)測斷面-116 m的位置。主要原因是采空區(qū)頂板大結構單元的回轉、失穩(wěn)對支護體造成了較大的沖擊載荷。通過對比發(fā)現(xiàn),頂錨桿受采動影響的應力增加幅度普遍大于幫錨桿,在9110工作面回采期間頂錨桿應力增幅達58.4%.與區(qū)段煤柱側錨桿相比,采幫側監(jiān)測錨桿在工作面回采期間應力值較小,并且在工作面推進至-149 m的位置時遞減至65.4 kN,主要原因是錨桿安裝后施加預緊力較小(僅為75 kN,低于設計要求的95 kN),工作面回采過后難以有效抑制淺部煤巖結構體的剪切擴容變形,造成錨桿單元周圍塑性區(qū)發(fā)育范圍增大,支護體發(fā)生松動,最終導致錨桿受力降低,所以為充分調動主動支護體的承載能力,必須保證其主動預緊力達標。
圖6中錨索的應力變化趨勢與圖7錨桿相似,但是鄰近9110工作面采空區(qū)一側的幫錨索,在滯后工作面116~184 m的區(qū)間內,其應力值在219~226 kN.錨桿錨索體的應力激增點出現(xiàn)在滯后工作面110 m附近的位置,這與圖2(a)中3 m、5 m兩個淺部鉆孔應力計采集數(shù)據(jù)的變化趨勢基本一致。
圖6 上區(qū)段工作面回采期間支護體受力變化圖
由圖7可知,在超前9111工作面100 m附近時,錨桿、錨索的應力值遞增速率逐漸加大,這一監(jiān)測結果與圖4具有較好的一致性。說明該支護體系能夠協(xié)同作用,有效抑制工作強采動作用的影響,整個監(jiān)測周期內采幫側錨索、錨桿的最大應力值分別為278.3 kN、163 kN,而區(qū)段煤柱側錨索、錨桿的最大應力值分別為250.8 kN、64.2 kN,主要原因是在工作面重復采動影響下,區(qū)段煤柱體塑性區(qū)發(fā)育范圍較大,使得錨桿、錨索支護體的可錨性變差。
圖7 本工作面回采期間支護體受力變化圖
9110工作面回采期間巷道兩幫的移近量大于頂?shù)装宓幕乜s量,在整個監(jiān)測周期內巷道變形量為原設計斷面尺寸的1.7%,在工作面推過測點175 m后巷道變形量逐漸趨穩(wěn)收斂。當9111工作面推進至距測點90~100 m時巷道變形量開始緩慢遞增,9111工作面回采對巷道的變形影響更大,頂?shù)装寮皟蓭偷囊平糠謩e為鄰近工作面回采期間監(jiān)測值的5.4倍、2.2倍,如圖8所示。
圖8 工作面重復采動影響下監(jiān)測斷面位移變化規(guī)律
1) 通過地應力測試結果,最大水平主應力為10.04 MPa,最小水平主應力最大值為5.62 MPa,初步判斷其應力場類型以σv>σH>σh為主,測區(qū)內垂直應力占優(yōu)勢。
2) 9110工作面回采過后區(qū)段煤柱內側向支承壓力分布呈“單峰”狀,峰值應力出現(xiàn)在20 m鉆孔處,達11.9 MPa.
3) 9111工作面回采期間,超前段3~5 m深度鉆孔應力波動較大,10~20 m鉆孔應力值始終比較平穩(wěn),煤柱體內最終側向支承壓力分布呈“雙峰狀”,主峰值位于20 m鉆孔處,次峰值位于5 m鉆孔處。
4) 以高強度、高預應力為主要特點的非對稱錨桿、錨索聯(lián)合支護體系,能協(xié)同控制重復采動期間的巷道變形。